特厚煤層回采巷道圍巖破壞特征及控制技術

周向文

(中煤大同同源有限責任公司，山西 大同 037003)

0 引言

(極)近距離煤層在我國廣泛分布，隨著礦井服務年限增加，許多礦井上層煤開采殆盡，面臨著采空區下下層煤開采的問題[1-3]。上層煤開采后造成應力在底板巖層重新分布，形成采空區下的卸壓區和遺留煤柱下的聚壓區；從而導致下層煤開采時，覆巖破斷和頂板結構特征與單層煤開采時有較大區別，單一煤層開采獲得的礦壓顯現和控制機理無法較好的指導近距離煤層群下層煤開采實踐[4-6]。當煤層間距較小時，上層煤的采動應力對下層煤開采的影響將更加明顯，容易造成工作面強礦壓顯現、巷道變形嚴重等圍巖控制問題[7-9]。當下層煤為特厚煤層時，下層煤的強采動會進一步惡化工作面圍巖的工程特性，圍巖穩定性控制更加困難。針對中煤塔山煤礦極近距離采空區下特厚煤層綜放面回風順槽巷道嚴重破壞的實際情況，進行了鉆孔窺視、深基點監測等現場觀測，結合數值模擬分析了巷道支護失效和大變形失穩的機理，研究了區段煤柱寬度和上覆遺留煤柱水平距離對巷道變形的影響，確定了區段煤柱的合理寬度，優化了回風順槽支護方案，有效控制了巷道變形。

1 工程概況

中煤塔山煤礦30503工作面所開采的3～5號煤層厚度為14.58～19.73 m，平均17.28 m，煤層平均傾角為2°，平均埋藏深度為433 m。3～5號煤煤質較硬，單軸抗壓強度為30 MPa左右；煤層頂板為鋁土質泥巖、高嶺質泥巖和炭質粉砂巖，厚度為4.56～4.85 m，平均4.71 m；底板為粉砂巖和炭質泥巖，厚度為1.10～5.70 m，平均4.50 m。工作面巖層柱狀圖如圖1所示。

圖1 30503工作面巖層柱狀圖

30503回風順槽設計長度1 890 m，沿3～5號煤層底板掘進，巷道寬度和高度分別為5.4 m和4.7 m。巷道支護參數為：頂錨桿為φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，托盤規格為150 mm×150 mm×10 mm的鋼托盤。幫錨桿為φ20 mm×2 200 mm螺紋鋼錨桿；頂、幫錨桿間排距均為1 000 mm×1 000 mm。錨索為φ22 mm×7 300 mm，1×19股高強度鋼絞線，采用300 mm×300 mm×14 mm鋼托盤；錨索間排距為1 600 mm×2 000 mm。

3～5號煤層開采條件復雜，30503工作面上覆為2號煤層10201工作面采空區，層間距為4.71 m。30503回風順槽水平距離2號煤殘留煤柱15 m，30503回風順槽西側為30501采空區，具體如圖2所示。受到復雜采動應力環境影響，巷道掘進到890 m里程時破壞嚴重，具體表現為頂板和兩幫異常破碎、下沉量大；頂板和兩幫多出現網兜，部分錨桿和錨索錨固失效，隨網兜一起被拔出；進而巷道變形進一步加劇，造成巷道閉合而無法使用，具體如圖3所示。

圖2 30503回風順槽周邊回采情況

圖3 30503回風巷掘進工作面破壞情況

2 圍巖破碎變形特征

2.1 頂板破碎探測

采用TYGD10型巖層鉆孔探測儀，在巷道753～873 m區間布置5個窺視鉆孔，分別標記為點①、點②、點③、點④、點⑤。窺視表明頂板巖層結構較為簡單，大部為煤層，含多層厚度較薄的夾層；淺部的頂煤，裂縫發育，破碎嚴重，多出現離層現象；縱橫裂隙交叉分布，其中0.25 m、1.06 m、1.75 m處出現較大的離層，但窺視孔的形態較完整。逐漸向深部觀測發現，破碎程度逐漸減輕，裂隙也逐漸減少，其中3.0～4.5 m之間裂隙較多，6～8 m間有少量破碎和裂隙現象，代表性的窺視結果如圖4所示。各窺視鉆孔的統計結果見表1，可知5個窺視鉆孔一般包含6～10個破碎區，破碎比較嚴重，具體表現為破碎區最大長度可達2.02 m，長度大于0.1 m的破碎區個數一般大于5個，最多可達8個，最大破碎區深度一般大于3.0 m，最深可達4.5 m。

圖4 代表性的頂煤裂隙窺視結果

表1 鉆孔窺視結果一覽表

根據窺視結果可知30503回風順槽在掘進期間頂板破碎區一般在4.5 m以淺，圍巖裂隙破碎區多且嚴重，幾乎沒有承載能力；在孔口處裂隙密集，且逐漸向深部發育，甚至在錨索末端出現裂隙，這是導致巷道部分錨索失效，無法正常發揮錨固作用的主要因素之一，進而導致巷道圍巖難以控制，巷道失穩破壞，無法服務礦井生產。

2.2 頂板變形監測

在30503回風平巷每間隔50 m安裝了一組頂板離層儀，設置深、淺兩個基點，分別監測淺部0～2 m和深部2～6 m頂板下沉量。這里取400～690 m巷道變形嚴重且部分發生冒頂地段的觀測數據進行分析，如圖5所示。

由圖5可知，頂板下沉一般可分為3個階段，第1階段一般位于掘進工作面后方70～100 m以內，頂板下沉速度較慢，且淺部和深部頂板下沉差別較小，一般在50～100 mm，表明頂板趨近于整體變形，頂板離層量較小。第2階段在掘進工作面后方100～350 m范圍內，頂板變形速度較第1階段大幅增加，且深淺兩個基點之間的變形差別逐漸增大，表明頂板內的離層量逐漸增加。第3階段為掘進工作面后方350 m以外，頂板下沉速度逐漸減小，深部頂板下沉趨于穩定，而淺部頂板變形緩慢增加，并在掘進工作面后方250～350 m逐漸趨于穩定，最大下沉量可達400～450 mm?？梢?，巷道掘進后，不僅變形速度快而且變形持續時間長；頂板內的離層量也逐漸增加，表明頂板支護體沒有較好地發揮作用。

圖5 30503回風順槽頂板變形觀測結果

2.3 巷道圍巖應力與破壞特征

在上覆遺留煤柱的集中應力作用下，巷道頂板(即頂煤)中垂直應力的非均勻分布是影響巷道穩定性的主要因素[10-11]。采用FLAC3D數值模擬分析了30501工作面后方，側向圍巖應力分布規律，如圖6所示?？梢?0501工作面回采造成側向應力集中，而2號煤層遺留煤柱進一步增加了采動應力的集中程度。煤柱下方是高應力集中區，在煤柱正下方應力高達130 MPa，在30503回風巷頂板層位，應力也達到44 MPa；但隨遠離煤柱向30501采空區方向，采動應力逐漸減小，在距離采空區20 m的位置采動應力為23 MPa。在此區域掘進巷道必然要經受高采動應力的影響，造成圍巖破壞范圍大，如圖7所示，巷道被破壞區包圍，強度大幅降低是造成巷道圍巖破碎和大變形的主要原因。

圖6 巷道掘進前30501側向采動應力分布規律

圖7 30503回風巷掘進后圍巖塑性區分布

此外，由于30503回風巷與30501工作面迎頭掘進，巷道需要經歷整個回采周期的影響，不僅影響劇烈，而且影響時間長[12]；不利于巷道圍巖穩定性控制，這也是巷道變形速度快和變形持續時間長的一個主要原因(圖5)。因此臨空側巷道的掘進應該在30501采空區及其頂板運動穩定后再進行。

3 煤柱尺寸和圍巖支護方案優化

3.1 煤柱合理尺寸研究

工作面開采后，工作面側向上方的基本頂或堅硬巖層，由一次采動時的臂梁結構轉變為重復采動時的雙拱結構[13]，此頂板結構的演化規律和穩定性決定了采空區側回采巷道的變形特征；當此結構在工作面側向形成穩定的“三鉸拱”結構時，其下方為應力降低區，是采空側巷道的優選位置[14]。因此，應適當減小煤柱的尺寸，一方面使臨空側巷道更加靠近低應力區，同時也增加了30503回風巷與遺留煤柱水平方向的距離，即遠離了煤柱集中應力的影響。圖8為煤柱寬度為8 m時，采空區圍巖應力穩定后，再掘進30503回風巷時，巷道頂板層位采動應力分布情況。可以看出巷道頂板采動應力只有5.2 MPa，較非穩定狀態采空區側向應力(圖6)大幅降低。這種情況下，30503回風巷圍巖塑性區也大幅減小，如圖9所示，對應的巷道圍巖變形也大幅減小，如圖10所示。

圖8 30503回風巷頂板層位應力分布情況

圖9 30503回風巷圍巖塑性區分布情況

圖10 不同煤柱寬度巷道變形模擬結果

數值模擬分析了不同煤柱寬度時，巷道變形量如圖10所示。隨煤柱寬度減小(即巷道遠離2號煤遺留煤柱)，巷道頂底板和兩幫移近量快速減小。當煤柱寬度為8～10 m時，頂底和兩幫變形量分別減小到35 mm和40 mm左右；此后隨煤柱寬度進一步減小，巷道變形量緩慢增加，這主要是因為采用窄煤柱時巷道圍巖已經處于完全塑性區，錨桿等支護體無法完全發揮效力。因此，合理的煤柱寬度應該為8 m。

3.2 支護參數優化

通過以上分析，將原先的20 m的區段煤柱，在890 m里程處減小到8 m(圖2)。若將0～890 m里程的煤柱寬度也修改為8 m，則需要重新掘進這段巷道，而且在回采期間工作面一直要過空巷，不僅增加了成本而且不利于工作面安全管理，因此對這部分巷道進行了補強支護，并在采動影響后對變形大的地段進行了返修。參考前期的支護方案，并結合數值模擬方法，同時考慮經濟效益，在原有的巷道支護設計的基礎上進行了優化設計，如圖11所示。

圖11 支護斷面圖

30503回風順槽頂、幫都使用50 mm×50 mm菱形金屬網，網片間采用16#雙股扎絲按200 mm扣距連接，并呈三花布置。

頂、幫都采用φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，間排距為950 mm×1 000 mm，鋼托盤規格為150 mm×150 mm×10 mm，配合使用5 200 mm×280 mm×4 mm型W鋼帶；每根錨桿配合使用1支K2335、1支Z2360樹脂藥卷，錨固力不小于70 kN，錨桿螺母扭矩不小于400 N·m。

錨索采用φ22 mm×8 300 mm高強鋼絞線，配合φ5 200 mm×140 mm×4 mm型H鋼帶，間排距為1 300 mm×2 000 mm，采用300 mm×300 mm×10 mm鋼托盤；每根錨索配合使用1支K2335、2支Z2360樹脂藥卷錨固，預緊力不得小于170 kN。

3.3 優化后巷道變形監測

通過優化支護參數，提高了巷道圍巖的承載能力，改善了兩幫圍巖的應力狀態，巷道支護優化后支護效果見表2，較原巷道布置和支護方案相比，頂底板移近量降低了41.5%，兩幫變形量降低了69.2%，巷道圍巖的變形得到有效控制。

表2 巷道支護優化效果

4 結論

(1)現場觀測表明30503回風順槽在掘進期間頂板破碎區一般在4.5 m以淺，圍巖裂隙破碎區多且嚴重，幾乎沒有承載能力。迎采巷道掘進后，圍巖變形速度快而且變形持續時間長，頂板最大下沉量可以達到400～450 mm。

(2)數值模擬研究表明2號煤遺留煤柱下方為應力集中區，隨遠離煤柱采動應力逐漸減小，在距離采空區20 m的位置應力可以達到23 MPa。30503回風巷掘進后，巷道被破壞區包圍，強度大幅降低；加之較高的采動應力集中，是造成巷道大變形破壞的主要原因。分析了不同煤柱寬度時，回采巷道的變形情況，表明煤柱寬度為8 m時，巷道的變形量最小。此時，圍巖處于應力降低區，圍巖塑性區較20 m煤柱時也大為減小。

(3)根據現場實際情況，結合前期巷道支護方案，對巷道支護參數進行了優化，巷道頂底板移近量降低了41.5%，兩幫變形量降低了69.2%，巷道圍巖的變形得到有效控制。